Сталеразливочный ковш

Размещено на http://www.allbest.ru/

[Введите текст]

Министерство образования и науки Российской Федерации

Федеральное государственное бюджетное образовательное учреждение

высшего профессионального образования

«Сибирский государственный индустриальный университет»

Кафедра металлургии черных металлов, стандартизации и сертификации

(наименование кафедры)

Расчетно-пояснительная записка

к курсовому проекту

по дисциплине «Внепечная обработка стали»

г. Новокузнецк

2014 г.



Задание

Ёмкость конвертера 160 т.

Готовая сталь 40Х ГОСТ 4543-71	С	Mn	Si	P	S	Cu	Ni	Сr
	0,36-0,44	0,50-0,80	0,17-0,37	до 0,035	до 0,035	до 0,30	до 0,30	0,8-1,1

В графической части представлен двухпозиционный ковш-печь.



Введение

Качество стали - это постоянно действующий фактор, который на всех исторических этапах побуждал металлургов искать новые технологии и новые инженерные решения. Ограниченные возможности регулирования физических и физико-химических условий протекания процессов плавки в традиционных сталеплавильных агрегатах (конвертерах, дуговых, мартеновских и двухванных печах) привели к созданию новых сталеплавильных процессов, комплексных технологий, обеспечивающих получение особо чистых по содержанию нежелательных примесей марок стали.

В тех случаях, когда технологические операции, обеспечивающие получение металла требуемого качества, непосредственно в самом агрегате приводят к потере его производительности, их выполняют во вспомогательной емкости (ковше или др.), то есть переводят в разряд внепечной, или вторичной, металлургии. Основную цель вторичной металлургии можно сформулировать как осуществление ряда технологических операций в специальных агрегатах быстрее и эффективнее по сравнению с решением аналогичных задач в обычных сталеплавильных агрегатах быстрее и эффективнее по сравнению с решением аналогичных задач в обычных сталеплавильных печах. В настоящее время методами внепечной металлургии обрабатывают сотни миллионов тонн стали массового назначения. Установки для внепечной обработки имеются практически на всех заводах качественной металлургии. Обработке подвергают металл, выплавленный в дуговых печах и конвертерах.



1. Обоснование параметров сталеразливочного ковша

Сталеразливочный ковш представляет собой стальную сварную или клепаную емкость, выложенную изнутри огнеупорным кирпичом или огнеупорной массой, и предназначен для выпуска стали из сталеплавильного агрегата, проведения операций внепечной обработки и последующей разливки металла.

В последние годы технологические функции ковшей значительно расширились. Наряду с процессами раскисления и легирования в ковшах проводят обработку металла нейтральными газами и различными порошковыми материалами, твердыми шлакообразующими смесями и жидкими синтетическими шлаками, вакуумирование, модифицирование, а также при необходимости применяют подогрев или охлаждение расплава.

Ковш имеет стальной цилиндрически-конический сварной кожух. В центральной части кожуха имеется кольцо с ребрами жесткости, в котором закреплены две цапфы, позволяющие перемещать ковш с помощью мостового крана и опрокидывать для слива остатков металла и шлака после окончания разливки. Внутри кожух имеет огнеупорную кладку, состоящую из теплоизоляционного, арматурного и рабочего слоев.

Геометрические размеры ковшей должны быть достаточными для того, чтобы вместить весь металл и рафинировочный шлак. В таблице 1 приведены номинальная емкость и размеры сталеразливочного ковша.

Таблица 1 - Номинальные емкости и размеры сталеразливочных ковшей

Номинальная емкость ковша, т.	Количество шлака	Размеры
	т	% (масс)	Высота, мм	Диаметр, мм
				верх	низ
160	4,5	2,81	4035	3660	3372



1.1 Выбор и обоснование футеровки сталеразливочного ковша

С пуском агрегата ковш-печь ужесточились требования к футеровке ковшей по металло- и шлакоустойчивости, теплопотерям, температуре футеровки перед приёмом плавки.

В данном курсовом проекте предлагаю использовать периклазоуглеродистую футеровку.

Таблица 2 - Физико-химические свойства огнеупоров

Вид огнеупора

Химический состав, %

Кажу-щаяся плот-ность, г/см3

Откры-тая порис-тость, %

Терми-ческое расши-рение, %

Теплопро-водность, Вт/м·К

Тепло-емкость, кДж/кг·К

MgO

CaO

SiO2

Fe2O3

Al2O3

Cост

Периклазоуглеродистый

96,8

2

0,5

0,5

0,2

>12

2,97

<8

1,1

7

1,38

сталь обработка металл ковш

Продувку осуществляют через устанавливаемые в днище ковша пористые огнеупорные пробки или вставки; в тех случаях, когда продувка производится одновременно через несколько пробок, эффективность воздействия инертного газа на металл существенно увеличивается. Пористые огнеупорные пробки выдерживают несколько продувок.

Две пористые пробки, расположены примерно на серединах радиусов днища ковша, что обеспечивает удовлетворительное перемешивание объема металла в ковше.

Основной характеристикой дутьевого устройства (пористой пробки) является газопроницаемость огнеупорного материала. С одной стороны, она должна обеспечивать высокую интенсивность подачи газа, с другой, даже при отсутствии давления его, исключить проникновение стали или шлака в поры вставки. Опыт эксплуатации пористых пробок показал, что оба условия реализуются одновременно при диаметре пор от 0,6 до 1 мм. Эти значения определяются ферростатическим давлением столба металла в ковше, температурой металла и углом смачивания между металлом и огнеупором.

Установка для продувки монтируется в днище ковша и включает два основных элемента: продувочную пористую вставку и гнездовой кирпич. Вставка имеет листовую металлическую оболочку. Подвод инертного газа осуществляют по патрубку. Гнездовой кирпич и вставка выступают над уровнем днища ковша, что предотвращает образование настылей на поверхности вставки после разливки. Все устройство крепится к наружной части днища ковша. В днище могут устанавливаться одна или несколько продувочных систем. Операции по замене огнеупорных и других деталей осуществляют снаружи ковша при помощи специального гидравлического механизма, позволяющего извлечь из ковша всё дутьевое устройство. Как правило, пробка имеет конусообразную форму, которая в значительной степени обусловлена лучшим ее закреплением в гнездовом кирпиче. Пробки преимущественно размещают в зоне, отстоящей от стенки ковша на 1/3--1/2 его радиуса со смещением на 90° относительно канала для выпуска стали.

Продувочные вставки изготавливают из качественных высокоглиноземистых и основных огнеупоров. Кроме состава огнеупорного материала, большое значение для эксплуатационных характеристик вставки имеет вид ее пористости. Технология изготовления вставок позволяет производить кирпичи с неориентированной и ориентированной (направленной) пористостью, причем направленная пористость может создаваться особым способом литья с вибрацией. Для технологии изготовления кирпичей с неориентированной пористостью характерны применение крупнозернистого материала, сравнительно низкое давление прессования, добавление породообразующих материалов.



2. Расчет основных параметров обработки стали

2.1 Расчёт раскисления и легирования

Расчет необходимого количества раскислителей проводится на средне заданное, предусмотренное по ГОСТ содержание соответствующих элементов в той или иной марке готовой стали.

Для данного расчета при выплавке стали марки 30Х принят следующий угар элементов раскислителей: углерода ? 15 %; марганца ? 15 %; кремния ? 20 %; алюминия - 80%; хрома - 20%.

В таблице 3 приведен принятый состав ферросплавов.

Таблица 3 - Состав примененных ферросплавов

Ферросплав	Марка	Содержание элементов, %
		C	Mn	Si	P	Fe
Ферросилиций	Си45	0,3	0,8	45,0	0,05	53,85
Ферромарганец	Мп4	6,5	76,0	2,0	0,38	15,12
Феррохром	Фх 025	0,8	-	2,0	0,03	27,69

Средне заданное содержание элементов в рассчитываемой стали 30Х принято равным: [Мn]=0,65%, [Si]=0,27, [Cr]=90%

Необходимое количество каждого ферросплава определяется по формуле:

где Мст. - выход жидкой стали в конце продувки, кг;

[%Э]г.ст. ?содержание соответствующего элемента в готовой стали,%; [%Э]пер.раск. - содержание соответствующего элемента перед раскислением, %

[%Э]ферроспл.-содержание соответствующего элемента в ферросплаве,%.

МFeMn=(92,211/100)•((0,65-0,13)/(0,76•0,85)))=0,64 кг,

MFeSi=(92,211/100)•(0,27/(0,45•0,80))=0,69 кг,

MFeCr=(92,211/100)•(0,90/(0,7•0,8))=1,48 кг,

MAl=(92,211/100)•(0,03/0,20)=0,138 кг,

Общий расход раскислителей составит:

1,48+0,69+0,64+0,138=2,95 кг

Тогда выход жидкой стали после раскисления составит:

Мст=92,211+2,95=95,159кг.

Выход годной стали после раскисления:

92,211•160/100=147,537т.

2.2 Расчёт процесса десульфурации стали в ковше

Расчет процесса десульфурации cтaлu в ковше ТШС

Химический состав ТШС:

СаО = 55%

А12О3 = 5%

SiO2 = 18%

MgO = 15%

MnO = 7%

Расход ТШС 10 кг/т стали. Необходимое количество ТШС:

147,537•10/1000=1,475 т.

Mnгот.ст. =0,65%, угар 15%

Siгот.ст. =0,27%, угар 20%

А1гот.ст. =0,03%, угар 80%

Crгот.ст. =0,9%, угар 20%

Таблица 4 - Состав печного шлака

СаО	MnO	MgO	SiO2	А12О3
70,65%	5,08%	3,83%	17,86%	2,58%

Принимаем, что в ковш попадает 0,3 % печного шлака

Таблица 5 - Количество оксидов образующихся при раскислении стали

Элемент	Концентрация в стали %	Угар элементов	Введено в сталь с учётом угара, %	Образуется оксидов, кг
Mn	0,65	0,11	0,76	1,42
Si	0,27	0,07	0,34	1,5
А1	0,03	0,12	0,15	2,27
Cr	0,90	0,1	1	1,44
ИТОГО	6,63

Таблица 6 - Изменение состава рафинировочного шлака

Материал	Кол-во	Состав, кг
		СаО	А12О3	SiO2	MnO	MgO	Cr2О3
ТШС	10	6	2,4	1,0		0,6	0,4
Оксиды	6,63		2,27	1,5	1,42		1,44
Печной шлак	2	1,1	0,1	0,36	0,14	0,3
Футеровка ковша (MgO =92%, CaO=20%)	0,2	0,01				0,19
Итого	18,83	7,11	4,77	2,86	1,65	1,9	1,44
Состав конечного рафинировочного шлака,%	100	37,6	23,3	15,2	8,3	9	6,6

Выполним расчет коэффициента распределения серы Ls.

где (СаО), (Аl2О3), (SiO2), (MgO) - химический состав рафинировочного шлака в конце обработки. %;

fs - коэффициент активности серы, растворенной в металле, принимается fs =1, по этому lgfs =0

Т - температура металла, 1893 К.

- активность кислорода

2[Al]+ 3[O] = Al2O3

Константа этой реакции будет равна

= 10-14,

следовательно активность кислорода определим по формуле:

,

= -3,7

Тогда коэффициент распределения серы будет равен:

,

тогда

=123

где - коэффициент кратности шлака

.

Определим конечное содержание серы в металле после обработки ТШС

2.3 Определение снижения температуры металла

Снижение температуры складывается из: потерь тепла при раскислении металла Траскисл; потерь при обработке металла ТШС; потерь тепла при выпуске металла из агрегатаТвып; потерь тепла при выдержке металла в ковше Твыдерж; потерь тепла через футеровку ковша Тфут; потерь при продувке металла аргоном. Таким образом, определится температура. на которую будет необходимо нагреть металл в печь-ковше.

Тнагр =Траскисл +ТТШС +Твып+Тфут

Изменение температуры металла при раскислении

0С

Изменение температуры металла при обработке ТШС

- Затраты тепла на нагрев ТШС до температуры разложения известняка:

, кДж

где - теплоёмкость смеси,1,246 кДж/кг0С;

Тразл - температура разложения, 9100С;

- количество ТШС, 10 кг.

- Затраты тепла на разложение извести:

Количество извести в ТШС МСао=6 кг.

Количество СО2, получаемое при разложение недопала, принимаем ППП=5,00%

М СО2=6 5/100=0,3 кг

- Количество разлагаемого известняка при этом составит:

М СаСОз=0,3100/44= 0,68 кг

q2=0,681776,5 = 1208,02 кДж

- Затраты тепла на расплавление смеси:

q3=Mсмеси(C смеси (Тст-Tразл)+qск. теплота пл),

где M смеси = M ТШС - МСО2

M смеси = 10-0,3 = 9,7 кг

Тст= 1893 0С

qск. теплота пл - скрытая теплота плавления, 210 кДж

q3 =9,7(1,25(1893-1183)+210)=10682,12 кДж

- Затраты тепла на нагрев СО2 до температуры стали:

q4=2,4MСО2(22,4/44) (Тст-Tразл)

q4=2,40,3(22,4/44) (1893-1183)=260,24 кДж

Изменение температуры металла при обработке ТШС определяется по формуле:

ТТШС=(q1+ q2+ q3+ q4)/(0,835*1000),

и составляет ТТШС=32 0С.



Изменение температуры металла при выпуске металла из сталеплавильного агрегата

Зависимость потерь температуры стали за счет излучения от времени выпуска определяется по формуле:

где - степень черноты жидкой стали, = 0,4;

- константа излучения абсолютно черного тела, =5,77510-8 Вт/(м2К4);

Т-температура стали на выпуске, 1915 К;

F - площадь излучающей поверхности жидкой стали в струе и на зеркале ковша, м2;

М - масса металла в ковше, кг;

с - удельная теплоемкость стали, равная 850 Дж/(кг · К);

- время выпуска металла, 4 мин.

Площадь излучающей поверхности жидкой стали принимается в струе ~ 2,5 м2. на зеркале ковша.

Общая площадь излучения жидкой стали в струе и на зеркале ковша равна

F м2

Тогда

Потери тепла через футеровку во время выдержки ковша

Теплота, отданная сталью на нагрев футеровки:



где - снижение температуры стали;

с - удельная теплоёмкость стали, 0,850 кДж/(кг К);

М - масса стали в ковше, кг

Потери тепла через кладку ковша:

где - потери тепла с 1м3 футеровки во время пребывания стали в ковше;

- площадь огнеупорной кладки ковша (днище + стены), м2.

где = 7,0 - теплопроводность огнеупора, Вт/(м К);

а = 1,38 - температуропроводность огнеупора,м2/ч;

Т1 и Т0 - температура стали и огнеупоров ковша соответственно, принимаем температуру футеровки 8000С ;

- время контакта огнеупора с жидкой сталью, 0,4 часа.

°С

Найдем площадь огнеупорной кладки ковша.



м2

Тогда потери тепла через футеровку во время выдержки (24 минут) составят:

Общая потеря тепла составит:

Тпот =Траскисл +ТТШС +Твып+Тфут

Тпот =60,9 +28,4 + 1,47 + 10,42 = 101,19 °С

2.4 Расчет количества и состава неметаллических включений

Определим количество неметаллических включений и их состав, исходя из условия раскисления стали с 0,20% С, 0,015% S и 0,015% Р последовательно FeMn, FeSi, Al и получением стали состава: 0,65 % Мn, 0,27% Si, 0,03 % А1 и 0,90% Сr

Содержание кислорода в стали на выпуске из сталеплавильного агрегата равно:

=0,00252 +0,032/0,10=0,035%

Для заданного химического состава стали



Определяем количество докристаллизационных неметаллических включений.

Раскисление марганцем.

Определяем количество кислорода, равновесное с 0,65 % при Тликв = 1718,7 К:

: = 0,0078

% масс

Таким образом, присадка в сталь приведет к связыванию следующего количества кислорода в процессе раскисления и охлаждения расплава до Тликв:

= 0,035-0,012= 0,023% масс.

МMnO ==0?1

Раскисление кремнием.

Определяем содержание кислорода, равновесное с 0,27 % Si при Тликв=17650К:

,



% масс

Следовательно, при Тликв=17650К, % масс, и % масс, после введения в металл 0,27 % [Si] последовательно за 0,65 % [Мn] в неметаллические включения типа SiO2 дополнительно будет связано кислорода: % масс и образуются до кристаллизационные неметаллические включения типа SiO2:

% масс

Раскисление алюминием.

Определяем содержание кислорода, равновесное с 0,03 % Аl при Тликв = 17650К

, ;

при этом

% масс,

то есть при вводе алюминия металл будет глубоко раскисление, содержание кислорода при этом изменится так:

% масс,



а количество до кристаллизационных неметаллических включений типа Al2O3 составит:

% масс.

Рассчитаем общее количество и состав образующихся до кристаллизационных неметаллических включений в расчёте на 100 кг стали:

( + +)10= (0,1+0,016+0,006)=0,122 кг

Состав образовавшихся докристаллизационных неметаллических включений следующий:

Определяем количество посткристаллизационных неметаллических включении.

Рассчитаем количество и состав количество посткристаллизационных неметаллических включении. При температуре ликвидус минимальный уровень концентрации кислорода определяется равновесием с 0,03% Al и составляет % масс. В двухфазной области между Тликв и Тсол изменение концентрации кислорода будет определяться разницей:



Рассчитаем значение по уравнению

, ;

%

В двухфазной области между Тликв и Тсол изменение концентрации кислорода составит:

т.е. исключительно малую величину, находящуюся на пределе чувствительности измерения с помощью кислородных зондов и анализаторов на кислород типа "ЛЕКО". Количество посткристаллизационных неметаллических включений, состоящих только из Al2O3,составит:

% масс

2.5 Расчет модифицирования неметаллических включений

В качестве модификатора используем силикокальций СК30 (30% Са).

Способ присадки: порошковая проволока диаметром 10-15 мм, присаживается с помощью трайб аппарата, скорость ввода 70-200 мм/мин.

Хорошая разливаемость может быть получена при отношении

В нашем случае содержание алюминия в металле [А1] = 0,03 %. следовательно, кальция нужно ввести в металл не менее 0,003 %.

Таким образом, на 250 тонн металла потребуется кальция:

кг

Количество СК30 необходимого для модифицирования

На обработку понадобиться при наполнении проволоки 265 г/м, понадобится

Lпп= метров проволоки.

Так как проволока усваивается не вся, то ее расход увеличивается,и при коэффициенте усвоения 25% составляет

L=

2.6. Расчет подогрева металла

2.6.1 Расчет мощности трансформатора и времени нагрева металла в печь-ковше

Расчет мощности трансформатора

Задаем, что скорость нагрева =4 0С/мин.; в этом случае при нагреве Mст = 226,972 т потребуется подведение мощности, равной



W = 0,53 226,972 4 = 481,18 кВт ч/мин

Соответственно необходима установка трансформатора мощностью W МВА

Выбираем трансформатор мощностью 30 МВА. Расчет времени нагрева металла в печь-ковше. Заданное значение нагрева металла, которое необходимо достигнуть при работе печь-ковша: '

Количество тепла, необходимое для нагрева Mст = 226,972 т на 101,19 0С, составит

МДж

Для подведения этого количества тепла к металлу, находящемуся в печь-ковше потребуется электроэнергии:

q.эл 19522,2/3,6=5422,834 кВтч, а с учетом =0,45 величина q = 5422,834/0,45 = 12050,74 кВт ч.

Время, необходимое для нагрева металла в печь-ковше, ч:

ч или 25 минут

2.7 Расчет параметров продувки стали в печь-ковше инертным газом

2.7.1 Расчет времени продувки

Через донные фурмы

На основании исследования поведения металла при продувке в различных агрегатах предложена следующая зависимость для расчета времени (с), необходимого для достижения 95 %-ной гомогенизации:

где - функция диссипации (рассеяния) энергии, Вт/т;

V- расход газа, м3/мин;

T- температура металла, 0К;

М - масса металла, т;

Н -глубина перемешивания, 4 м;

Р - давление, Па.

Принимаем V= 1 м3/мин, T=1915 К, P=5 атм.

=0,024 Вт/т.

с = 52 мин

Через погружную фурму

где - функция диссипации (рассеяния) энергии, Вт/т;

- расход газа, л/с;

- температура металла, К;

- температура окружающей среды, К;

М - масса металла, т;

- плотность металла,7000 кг/м3;

Н - глубина погружения фурмы, 3 м;

РА - атмосферное давление,101325 Па.

Принимаем =0,5 м3/мин =30 м3/ч =8,33 л/с, =1915 К, =293 0К.

Вт/т.

с = 3,5 мин

2.8 Расчет вакуумирования

В данном курсовом проекте для наиболее эффективной дегазации металла применяем обработку вакуумом в циркуляционном вакууматоре.

Определение основных параметров вакуумной камеры циркуляционного типа

Рассчитаем расход металла через вакуумную камеру:

где QМ - расход металла, т/мин;

k - кратность циркуляции, принимаем k = 4

M - масса металла в сталеразливочном ковше;

ф - время, необходимое для вакуумирования металла, ф = 25 мин.

QМ = 4 • 234,49 • 25 = 37,52 т/мин



Принимаем размеры патрубков одинаковыми. Мощность струи металла можно определить по формуле:

W = 500 · S · с · u3,

где W - мощность струи, Вт;

S - площадь поперечного сечения патрубка, м2;

с - плотность металла, т/м3;

u - скорость истечения металла, м/с.

По соотношению, связывающее между собой поперечной сечение патрубка, скорость истечения металла, расход и уровень ввода газа, имеем формулу:

Qг = S • (1,2u + щ) • u2 / (м2gh - 1,2 u2),

где Qг - расход несущего газа при фактических значениях температуры и давления, м3/с;

g - ускорение силы тяжести, м/с2;

h - уровень ввода несущего газа, м;

м - коэффициент расхода, м2 = 0,32;

щ - скорость движения газового пузыря относительно жидкости, щ = 0,31 м/с.

Используя выражение для мощности истекающей струи металла, можно получить:

W = 500 · с · u · Qг · (м2gh - 1,2u2) / (1,2u + щ)

Дифференцируя W по u и приравнивая производную нулю, получаем уравнение для определения оптимальной скорости металла в сливном патрубке:

u3 + 1,25 · щu2 - 0,347 · м2 · ghщ = 0,

При щ = 0,31 м/с и м2 = 0,32 уравнение может быть записано в виде:

u3 + 0,39 • u2 - 0,34 • h = 0

м/с

Рассчитываем площадь поперечного сечения патрубков камеры и их диаметры:

S = Qм / (60сu)

где D - диаметр патрубка, мм.

S = 37,52 / (60 • 7 • 0,625) = 0,143 м2

Qг = 0,143 • (1,2 • 0,625 + 0,31) • 0,6252 / (0,322 • 9,8 • 0,9 - 1,2 • 0,6252) = 0,137 м3/мин

D = = 0,498 м = 426 мм

Для нахождения расхода газа при нормальных условиях нужно определить уровень металла в вакууматоре. Для этого необходимо определить поперечное сечение камеры. Диаметр камеры можно найти из условия, что в днище можно разместить два патрубка:

Dk ? 2D + l1 + 2l2,

где l1 - расстояние между внутренними стенками патрубков, мм;

l2 - расстояние от внутренней стенки патрубка до внутренней стенки камеры, мм.

l1 = 2д1 + 2д2 + 2д3 + д,

где д - расстояние между кожухами патрубков для их возможного крепления д = 355 мм;

д1 - толщина рабочего слоя футеровки патрубка д1 = 150 мм;

д2 - толщина набивной массы между рабочим слоем и металлическим кожухом д2 = 50 мм;

д3 - толщина металлического кожуха д3 = 30 мм.

l2 = д1 + д2 + д3

l1 = 2 • 150 + 2 • 50 + 2 • 30 + 355 = 815 мм

l2 = 150 + 50 + 30 = 230 мм

Dк = 2 • 0,498 + 0,815 + 2 • 0,230 = 2,27 м.

Определим расход аргона при нормальных условиях по формуле:

VАг = 6 · 104 · Qг / n

где Hб - уровень металла в камере, Hб = 100 мм;

T - эффективная температура, до которой нагревается аргом, T = 800 °C;

hx - увелчение уровня металла в камере в процессе вакуумирования;

hх = VM / Sк,

где VM - объем металла в камере, м3/с;

Sк - площадь поперечного сечения камеры, м2.

Объем металла в камере составляет:

VM = QM / с

VМ = 37,52 / (7 • 60) = 0,089 м3/с

Sк = (3,14 • 2,27) / 4 = 4,05 м2

hx = 0,089 / 4,05 = 0,21 м

n =

VАг = 6 · 104 · 0,137 / 211,45 = 5,09 л/мин.

Расчет технологических параметров процесса вакуумирования

Для откачки воздуха перед проведением процесса вакуумирования узнаем производительность насоса:

Пнас = Мвозд / фотк,

где Мвозд - масса воздуха, кг;

фотк - время откачки воздуха из вакуум-камеры, фотк 5 мин.

Масса воздуха равна:

Мвозд = ,

где - плотность сухого воздуха, = 1,293 кг/м3;

Vвозд - объем вакуум-камеры, м3.

Объем вакуум-камеры:

Vвозд = V1 + V2,



где V1 - объем цилиндрической части вакуум-камеры, м3;

V2 - объем части вакуум-камеры, выполненной в виде усеченного конуса, м3.

Объем цилиндрической части вакуум-камеры определяем по формуле:

V1 = р • Hц • (Dк / 2)2,

где Hц - высота цилиндрической части вакуум-камеры, принимаем Hц = 4,895 м.

V1 = 3,14 • 4,895 • (2,27 / 2)2 = 19,84 м3

Объем части вакуум-камеры, выполненной в виде усеченного конуса, определяем по формуле:

V2 = 1/3 • р • Нк • (),

где Hк - высота конусной части вакуум-камеры, принимаем Hк = 1,25 м;

R1 - радиус нижней части конуса вакуум-камеры, м;

R2 - радиус верхней части конуса части вакуум-камеры, м.

Принимаем R1 = 0,972 м. Диаметр верхней конической части вакуум-камеры составляет 1/3 от диаметра камеры, поэтому R2 = 1/3 • R1 = 0,324 м.

V2 = 1/3 • 3,14 • 1,25 • (0,9722 + 0,972 • 0,324 + 0,3242) = 1,79 м3.

Объем вакуум-камеры составит:

Vвозд = V1 + V2 = 19,84 + 1,79 = 21,63 м3

Мвозд = 1,293 • 21,63 = 27,96 кг

Пнас = 27,96 / 5 = 5,59 кг/мин = 335,57 кг/ч

Расчетная производительность вакуумного насоса будет равна:

Прасч = Пнас + М?,

где М? - суммарное количество газов, которое необходимо удалить за период вакуумирования.

М? =

где - количество аргона, приведенное к сухому воздуху, кг/мин;

- количество водорода, приведенное к сухому воздуху, кг/мин;

- количество азота, приведенное к сухому воздуху, кг/мин.

Дегазация металла по аргону

Количество удаляемого аргона при продувке металла:

МAr = сAr • qAr • M,

где сAr - плотность аргона, сAr = 1,785 кг/м3;

qAr - удельный расход аргона, qAr = 0,003 м3/т•мин;

М - масса металла, т.

МAr = 1,785 • 0,003 • 234,49 = 1,26

Количество аргона, приведенное к сухому воздуху:



где - плотность воздуха, 1,293 кг/м3.

Дегазация металла по водороду

Водород из металла удаляется по реакции: 2[H] = {H2}

Найдем общее количество удаляемого водорода:

где [H]нач - начальное содержание водорода в металле, [Н]нач = 0,0008 %;

[Н]кон - содержание водорода в металле после вакуумирования, [Н]кон = 0,0003%.

Количество водорода, приведенное к сухому воздуху:

где - плотность водорода, 0,09 кг/м3.

Дегазация металла по азоту

Азот из металла удаляется по реакции: 2[N] = {H2}

Найдем общее количество удаляемого азота:

где [N]нач - начальное содержание водорода в металле, [N]нач = 0,008 %;

[N]кон - содержание водорода в металле после вакуумирования, [N]кон = 0,003%.

Количество азота, приведенное к сухому воздуху:

где - плотность азота, 1,25 кг/м3.

Суммарное количество газов, удаленных за период вакуумирования:

Тогда расчетная производительность вакуумного насоса будет равна:



Прасч = 234,49 + 117,78 = 352,27 кг/ч

Расчет дегазации при вакуумировании доказывает необходимость обработки металла вакуумом, так как дегазация во время продувки инертным газом дает незначительное снижение концентрации азота и водорода в металле.

Узнать конечное количество элемента можно по закону Сивертса:

где К - коэффициент растворимости, числено равный растворимости газа при его парциальном давлении 1 атм.

Массовое содержание водорода и азота можно определить по уравнениям:

Отсюда, найдем давление для удаления газов до требуемых величин:

РН2 = ([H]кон / 0,0027)2 = (0,0003 / 0,0027)2 = 0,012 атм = 1,235 кПа

РN2 = ([N]кон / 0,043)2 = (0,003 / 0,043)2 = 0,00487 атм = 0,487 кПа

При остаточном давлении в 1,235 кПа определяем остаточное содержание азота в металле:

[N]кон = 0,043 •



3. Технологические особенности внепечной обработки стали марки 30Х

3.1 Обработка металла на установке «Ковш-печь»

Поступивший на участок внепечной обработки стали (ВОС) сталеразливочный ковш устанавливается на сталевоз установки «печь-ковш» и он подается в позицию обработки.

Продолжительность обработки металла на установке «печь-ковш» должна составлять, минут:

-для марок стали обыкновенного качества 25 -40,

- для марок стали предназначенных для производства колес колец бандажей осей 30-40,

- для производства рельсов 40 - 50,

- для марок стали с повышенным требованием по содержанию серы и фосфора 40-50.

На ковш опускается крышка установки «печи-ковша», зазор между крышкой и краем сталеразливочного ковша должен быть не более 50 мм. подсоединяется шланг для подачи аргона (азота) и после трехминутного перемешивания металла производится первый замер температуры.

При наличии донной продувки на открытое зеркало металла вводится углеродосодержащий материал для получения содержания углерода на нижнем пределе. Необходимое количество углеродсодержащих материалов, вводимых на открытое зеркало металла, определяется с учетом химического анализа ковшевой пробы металла, взятой после его слива из конвертера.

Опускаются электроды и начинается электроподогрев металла на четвертой ступени в течение 2-5 минут с вводом 300 кг извести и 100-350 кг разжижителей шлака с целью гомогенизации расплава по химическому составу, температуре и для разжижения шлака.

Шибер фурмы аварийной продувки во время эксплуатации печи ковша должен находиться в закрытом состоянии.

В процессе обработки необходимо следить за температурой отходящих газов перед рукавным фильтром и не допускать превышения температуры более 130 С0.

После первоначального подогрева электроды поднимаются. Открывается заслонка крышки и проверяется пропускная способность пористой аргонной фурмы. оценивается жидкоподвижность шлака и его количество по высоте над зеркалом металла, замеряется температура металла.

Раскисление шлака производится в начале обра6отки. после ввода двух навесок твердой шлакообразующей смеси мелким (фракция до 20 мм) ферросилицием в количестве от 0,70 до 1,0 кг на тонну стали и кусковым силикокальцием в количестве 0.15 кг на тонну стали. Допускается (за исключением транспортного металла) раскисление шлака алюминиевой дробью в количестве от 0,3 до 0,4 кг на тонну стали.

Затем заслонка закрывается, опускаются электроды и продолжается нагрев металла. В зависимости от жидкотекучести шлака по ходу нагрева добавляется шлакообразующая смесь с различным соотношением извести и разжижителей. Производится предварительное раскисление металла алюминиевой проволокой и через 5-7 минут отбирается первая проба металла, замеряется температура. Замер температуры по ходу доводки производится не ранее одной минуты после подъема электродов. Определяется время и скорость дальнейшего нагрева.

При проведении процесса десульфурации металла и предотвращения восстановления фосфора из шлака, в ковше должен быть наведен высокоосновный жидкоподвижный, белый шлак. Рекомендуемое содержание закиси железа (FеО) в шлаке в конце обработки не должно превышать 1%.

После получения химического анализа первой пробы металла добавляются легирующие элементы в необходимом количестве и через 5-7 минут после ввода последней порции ферросплавов и легирующих, отбирается проба металла.

При присадке материалов в ковш происходит снижение температуры металла. Ориентировочное снижение температуры, 0С / кг: ферромарганца 31 ферросилиций 1 известь 2,5 плавиковый шпат 2,0 шлакообразующей смеси 15

Усвоение базовых элементов при доводке плавки на установке «печь-ковш» принимается следующим, масс. %: - марганец 100 - кремний 80 - алюминий 60-80 - ванадий 100 - титан до 70

После получения химического анализа второй пробы производится корректировка химического состава металла с добавлением необходимого количества раскислителей и легирующих элементов с последующей продувкой металла аргоном (азотом) не менее трех минут.

После получения заданной температуры и требуемого химического состава стали, в зависимости от остаточного содержания алюминия и содержания кальция в пробе металла в сталеразливочном ковше, содержания алюминия в промежуточном ковше предыдущей плавки, производится ввод в металл со скоростью от 3 до 4 метра в секунду алюминиевой проволоки и не менее чем трехминутной продувки аргоном (азотом) металла вводится со скоростью от 3 до 4 метра в секунду порошковая силикокальциевая или алюмокальциевая проволока.

При отсутствии алюминиевой проволоки на установке печь-ковш допускается (кроме транспортного металла) вводить на открытое зеркало металла кусковой алюминий в количестве, обеспечивающем требуемое содержание алюминия.

Порошковая силикокальциевая проволока вводится в металл не ранее, чем после ремонтной продувки от отдачи в ковш кускового алюминия

При отсутствии порошковой силикокальциевой проволоки допускается ввод кускового силикокальция марки СК-30 в количестве до 4 кг на тонну стали.

Продолжительность продувки металла после ввода силикокальциевой проволоки (кускового силикокальция) должна быть не менее трех минут. Продувка производится с расходом газа, обеспечивающего перемешивание металла в ковше без оголения зеркала металла.

Не разрешается производить подогрев металла в ковше после ввода порошковой силикокальциевой проволоки при окончательном раскислении.

Если МНЛЗ или вакууматор не готовы к приему металла, то указанная в приложении В температура поддерживается в ковше периодическим подогревом металла на 4 - 5 ступени трансформатора.

Порошковая и алюминиевая проволока в этом случае вводится при полной готовности МНЛЗ к работе.

Доводку металла по химическому составу, подлежащего вакуумированию, допускается производить в процессе вакуумирования.

После окончания доводки стали по температуре и химическому составу отбираются пробы металла и шлака, сталеразливочный ковш выдается из позиции обработки в позицию крана.

Передача металла на МНЛЗ без данных химического состава и без окончательного замера температуры запрещается.

При передаче металла на МНЛЗ на поверхность шлака в сталеразливочный ковш для утепления металла равномерно подается утепляющая смесь.

При передачи сталеразливочного ковша на вакууматор утепляющая смесь в ковш не присаживается.

После отдачи утепляющей смеси на ковш устанавливается крышка и ковш подается на МНЛЗ.

Технология обработки стали на вакууматоре

При подготовке вакууматора к приему плавки необходимо проверить:

- исправность всех механизмов, приборов, футеровки камеры и патрубков:

- наличие необходимого количества ферросплавов и других материалов в загрузочных бункерах- на рабочей площадке;

- обеспеченность энергоресурсами (пар. вода. азот. сжатый воздух). Давление пара должно быть не ниже 10 бар (1,0 МПа), давление аргона не ниже - 6 бар:

- герметичность уплотнений, готовность пробоотборников, термопар, устройств контроля окисленности стали, сигнализации:

- степень нагрева футеровки. Температура в камере должна быть не менее 1250 С. а температура футеровки - не менее 1000 С:

- разогрев новой футеровки вакуум-камеры или после ремонта нижней ее части.

Для создания необходимого вакуума при вакуумировании стали предусмотрена четырехступенчатая система, которая состоит из четырех пароэжекторных и трех водокольцевых насосов.

Конденсация рабочего пара производится в двух смешивающих конденсаторах.

За 20-30 минут до вакуумирования первой плавки в серии производится тестирование вакуумных насосов для проверки их готовности к работе и разогрев.

При температуре окружающей среды ниже минус 10 С тестирование вакуумных насосов производится не реже одного раза в час.

В конце обрабо1ки металла на установках «печь-ковш» производится предварительное вакуумирование системы, при котором включаются три водокольцевых насоса и создается остаточное давление в системе 170 200 мбар при закрытом вакуумном шибере.

Горелка выводится из вакуум-камеры. закрывается крышка штуцера горелки.

На всасывающий патрубок подается транспортирующий газ - аргон (азот) в количестве 1000 литров в минуту и двойным подъемом и опусканием сталевоза патрубки ошлаковываются на высоту 600 мм. При производстве металла рельсового сортамента (рельсы низкотемпературной надежности) в качестве транспортирующего газа применяется азот.

Величина коэффициентов усвоения базовых элементов во время вакуумирования составляет: для углерода 0.93 - 0,96: кремния 0,95 1.00: марганца 1.00: ванадия 0.98 - 1.00: титана 0.50 - 1.00; никеля и молибдена 1.00.

При производстве металла, требующего вакуумирования. на установке «печь-ковш» окончательное раскисление алюминием не производится.

Алюминиевая проволока вводится в ковш во время вакуумирования при достижении активности кислорода 0.0010 % - 0.0015 % (10-15 ррm), которая замеряется датчиками окисленности. При отсутствии датчиков окисленности данная активность кислорода достигается длительностью вакуумирования не менее 7 минут и остаточном давлении не более 3 мбар. Алюминиевая проволока вводится со скоростью 2 - 4 м с расходом до 0.4 кг на тонну стали.

Не ранее чем через пять минут после окончания присадки науглероживателя и ферросплавов производится отбор пробы на химический анализ.

Продолжительность вакуумирования (от открытия до закрытия вакуумного шибера) при давлении в камере не более 3 мбар определяется необходимым содержанием водорода в пробе металла, взятой из промежуточного ковша для данной марки стали:

В процессе вакуумирования через каждые пять минут производится замер температуры металла.

Снижение температуры металла в процессе вакуумирования первой плавки после ремонта или простоя вакууматора составляет до 2 С в минуту, а следующих плавок в серии до 1,5 "С в минуту.

После окончания вакуумирования производится разгерметизация системы, сталеразливочный ковш опускается до касания патрубком шлака и производится измерение температуры, и при необходимости (определяется условиями заказа), замеряется окисленность и содержание водорода в стали. Отбирается проба металла для определения его химического состава.

По окончании вакуумирования в ковш вводится порошковая силикокальциевая проволока со скоростью 3.5 - 4.0 м с в количестве до 2.0 кг на тонну стали. При этом металл продувается аргоном, продувка должна осуществляться без оголения зеркала металла. Продолжительность продувки должна составлять не менее грех минут после окончания ввода силикокальциевой проволоки.

Температура металла в сталеразливочном ковше перед подачей его на МНЛЗ должна соответствовать указанным для данной марки стали.

При получении температуры металла меньше, чем необходимо для разливки на МНЛЗ. сталеразливочный ковш снова подается на установку «ковш-печь» для доводки по температуре.

При опускании ковша с металлом после вакуумирования производится автоматическое включение подачи во всасывающий патрубок азота вместо аргона - ковш с металлом выводится в позицию крана. затем зеркало металла утепляется утепляющей смесью.

Продолжительность вспомогательных операций в процессе обработки металла на вакууматоре (подъем ковша, ввод легирующих и т.д.) не должна превышать 15 минут.

Ковш с металлом после вакуумирования подается на поворотный стенд МНЛЗ.

После вакуумирования осматривается состояние патрубков, и при необходимости производится их торкретирование, как внутренней, так и наружной поверхности.

Во время вакуумирования серии плавок, при перерывах в обработке, от предыдущей плавки до последующей, газовая горелка для разогрева футеровки вакуум-камеры включается в работу сразу после опускания стальковша или окончания операции торкретирования и находится в режиме разогрева до начала обработки следующей плавки.

При перерыве в вакуумировании от одного до двенадцати часов температура футеровки камеры поддерживается газовой горелкой в автоматическом режиме на уровне 950 С 1100 С. Температура внутри камеры не менее 1200 С.

При длительных перерывах в работе вакууматора и снижении температуры её футеровки до 600 С. разогрев последней производится согласно графику предоставленному в приложении 1.

После ремонта вакуумной камеры вакуумирование первой плавки производится в автоматическом режиме «очистка», а последующих плавок - в режиме «дегазация».

После окончания вакуумирования плавки в вакуум - камере остается часть металла и шлака, количество металла и шлака от плавки к плавке увеличивается. По мере зарастания нижней части камеры производится ее очистка с помощью газокислородной горелки:

Первая плавка (рекомендуется рядовой металл) для вакуумирования после очистки камеры и длительного перерыва в работе вакууматора готовится с учетом следующих требований.

Содержание углерода должно быть выше нижнего предела не менее чем на 0.05 "о для данной марки стали.

Содержание марганца и кремния должно быть выше нижнего предела не менее чем на 0.10 % для данной марки стали.

После вакуумирования металла (7-10 минут) производится отбор пробы на определение химического состава, при отклонении химического состава от требуемых норм. металл возвращается на установку «печь-ковш» для доводки по химическому составу, после доводки металл передается на МНЛЗ.



Список литературы

1. Протопопов Е.В., Ганзер Л.А. Расчет раскисления и дегазации стали при вакуумировании в ковше/ Е.В. Протопопов, Л.А. Ганзер - СибГИУ: Новокузнецк, 2000.-28с.

2. Протопопов Е.В, Ганзер Л.А Расчет процессов внепечной обработки стали / Е.В. Протопопов, Л.А. Ганзер - СибГИУ: Новокузнецк, 2000.-22с.

3. Протопопов Е.В, Верёвкин Верёвкин, Шакиров К.М Раскисление и легирование стали / Е.В.Протопопов, Г.И. Верёвкин, К.М. Шакиров- СибГИУ: Новокузнецк, 2001.-20с.

4. Явойский В.И., Кряковский Ю.В., Григорьев В.П Металлургия стали: Учебник для вузов / В.И. Явойский, Ю.В. Кряковский, В.П. Григорьев - М.: Металлургия, 1983.-584с.

5. Бигеев A.M.,Бигеев В.А. Теория и технология плавки стали. / A.M Бигеев, В.А Бигеев - Учебник для вузов, 3-е изд. переработанное и дополненное. Магнитогорск:МГТУ, 2000.-544с.

6. Лобанов С.П., Овсянников В.Г., Бромотов П.И., Кунгурцев В.Н. «Разработка конструкции футеровки сталеразливочных ковшей для агрегата ковш-печь» / С.П Лобанов, В.Г. Овсянников, П.И. Бромотов, В.Н. Кунгурцев - «СТАЛЬ»: 2002 - №1, ст 30-31.

Размещено на Allbest.ru